CN101619400B - 一种镍红土矿提取钴镍的方法 - Google Patents

Abstract

一种从镍矿物中提取镍钴的方法，特别涉及提取镍钴富集物中间产品的方法。其特点是镍红土矿采用“堆浸-浸出后液中和除杂-镍钴沉淀”流程进行处理，最终生产出镍钴富集物。本发明与现有技术中的火法工艺和湿法工艺比较：镍红土矿经过破碎后可以全部直接硫酸堆浸，也可以按原料性质的不同，调整“堆浸/搅拌浸出”的比例进行硫酸堆浸，即如果原矿直接堆浸渗透性达不到要求，可以将原矿分级，分出部分细粒级矿石进行搅拌浸出，其余进入堆浸。因此，本发明对矿石品位无特殊要求，原料适应性广，同时降低能耗和成本。本发明采用常压下酸浸的方法，流程简单、节约成本。另外，本发明的Ni、Co回收率＞99.5％，高于现有技术中的处理方法。

Description

一种镍红土矿提取钴镍的方法 

技术领域

本发明涉及一种从镍矿物中提取镍钴的方法，特别涉及一种镍红土矿提取镍钴富集物中间产品的方法。 

技术背景

镍红土矿是赋存镍的氧化矿，其镍贮存量占总镍贮存量的65％。目前，国内外镍红土矿处理工艺主要分为火法工艺和湿法工艺，火法工艺主要包括三种：(1)高炉熔炼含镍生铁；(2)RKEF工艺熔炼镍铁；(3)鼓风炉熔炼冰镍。火法工艺对矿石镍品位要求较高，只适于处理镍含量较高的红土矿(含镍大于等于1.5％)，而且该方法具有生产能耗高、伴生的有价金属钴不能回收等不足。 

湿法工艺主要包括二种：(1)还原焙烧-氨浸；(2)高压酸浸。 

根据矿石中碱性氧化镁含量的高低分别采用氨浸和高压酸浸两种方法。氨浸适用于氧化镁含量高的矿石，整个流程镍回收率为75％～80％，钴的回收率较低，约为40％～50％。含氧化镁低的矿石采用高压酸浸的方法，该法镍的回收率90％～95％，钴的回收率80％～90％。还原焙烧-氨浸工艺由于能耗高，回收率低及环保压力较大等不足，我国在镍红土矿处理中很少使用该方法。近年来镍红土矿的湿法冶金技术有了很大的发展，特别是高压酸浸的方法，该方法具有镍钴浸出率高(镍钴浸出率高达98％和97％以上)，浸出后液杂质含量低，后续处理工序相对简单，能得到高品质的镍钴富集物等优点，已经成为近年来镍红土矿最主要的处理工艺。但是高压硫酸法存在加压釜浸出过程中容易结垢、生产运营成本较高、项目投资大等不足。 

经济的发展对镍的需求增长迅速，但占全球70％的镍矿资源却只贡献了30％的镍产量，其主要原因就是红土镍矿的开发技术还有很多不足。因此开发适用品位范围宽、流程简单、能耗和成本低、回收率高的红土镍矿 处理方法的需求非常迫切。 

发明内容

本发明提供一种适用品位范围宽、能耗和成本低、流程简单、绿色环保、高回收率的从镍红土矿提取镍钴的方法。 

本发明通过下列技术方案实现：镍红土矿破碎后经过“堆浸-浸出后液中和除杂-镍钴沉淀”的方法处理生产镍钴富集物。包括以下步骤： 

(1)堆浸：镍红土矿经破碎后加入硫酸堆浸，在浸前液中通入SO₂气体； 

(2)浸出后液中和除杂：堆浸后溶液加入石灰石和一价阳离子，并通入SO₂和空气混合气体进行中和除杂； 

(3)钴镍沉淀：浸出后液除杂后加入NaOH中和沉淀得到镍钴富集物。 

步骤(1)中，镍红土矿经破碎后可以全部直接加入硫酸堆浸，或者矿石经过破碎后分级，加入硫酸堆浸与搅拌堆浸相结合：粗粒级矿石直接堆浸工序，细粒级矿石进入常压搅拌浸出工序。根据原料性质的不同，调整“堆浸/搅拌浸出”的比例，可以用来处理大部分镍红土矿。在浸前液中通入SO₂气体，抑制铁浸出。堆浸控制浸前液硫酸浓度10～100g/L，浸出周期50～500d，滴淋强度5～100L/m²·h，Ni浸出率＞85％，Co浸出率＞88％；搅拌浸出酸耗200～1200kg/t矿，浸出温度50～100℃，浸出时间0.5～10h，Ni浸出率＞87％，Co浸出率＞90％；堆浸和搅拌浸出过程中，有价金属Ni，Co的氧化物和硫酸发生中和反应进入溶液，同时其它杂质元素如Fe、Mg、Al、Ni、Co、Mn、Zn、Cu、Ca、Cr等的氧化物也部分发生中和反应进入溶液，主要化学反应方程式如下： 

NiO+H₂SO₄＝NiSO₄+H₂O            (1) 

CoO+H₂SO₄＝CoSO₄+H₂O            (2) 

Fe₂O₃+3H₂SO₄＝Fe₂(SO₄)₃+3H₂O    (3) 

FeO+H₂SO₄＝FeSO₄+H₂O            (4) 

Al₂O₃+3H₂SO₄＝Al₂(SO₄)₃+3H₂O    (5) 

MgO+H₂SO₄＝MgSO₄+H₂O            (6) 

MnO+H₂SO₄＝MnSO₄+H₂O            (7) 

ZnO+H₂SO₄＝ZnSO₄+H₂O            (8) 

CuO+H₂SO₄＝CuSO₄+H₂O            (9) 

CaO+H₂SO₄＝CaSO₄↓+H₂O          (10) 

Cr₂O₃+3H₂SO₄＝Cr₂(SO₄)₃+3H₂O    (11) 

步骤(2)中，堆浸后溶液或堆浸后溶液和搅拌浸出后矿浆混合并加入石灰石和一价阳离子进行中和除杂，并通入SO₂和空气混合气体进行中和除杂。优选的，该步骤中加入一价阳离子Na₂SO₄作为铁抑制剂使铁离子沉淀除去，当溶液中加入Na₂SO₄后溶液中的铁离子反应生成黄钠铁钒沉淀除去，浸出后液中铁离子浓度控制在5g/L以下，有利于除杂的顺利进行和后续的液固分离。中和除杂过程同时通入SO₂和空气混合气体可以使Mn离子沉淀达90％以上。堆浸后溶液中和除杂反应条件为：反应温度50～100℃，反应时间0.5～6h，控制溶液终点pH2～5，除杂后液Fe＜0.2g/L，Al＜0.1g/L，Ni、Co损失率＜2％，主要化学反应方程式如下： 

CaCO₃+H₂SO₄＝CaSO₄↓+H₂O+CO₂↑                    (12) 

3Fe₂(SO₄)₃+12H₂O+Na₂SO₄＝Na₂Fe₆(SO₄)₄(OH)₁₂+6H₂SO₄(13) 

随着反应进行和溶液pH值上升，部分Fe、Al、Cr离子发生水解沉淀反应。主要化学反应方程式如下： 

Fe₂(SO₄)₃+3H₂O＝Fe₂O₃↓+3H₂SO₄            (14) 

Al₂(SO₄)₃+6H₂O＝2Al₂O₃↓+3H₂SO₄           (15) 

Cr₂(SO₄)₃+3H₂O＝Cr₂O₃↓+3H₂SO₄            (16) 

步骤(3)中，浸出后液除杂后进入CCD逆流浓密洗涤，洗水采用尾矿库澄清后回水，Ni回收率＞98％，洗涤后上清液采用NaOH中和沉淀得到镍钴富集物，Ni、Co回收率＞99.5％。主要化学反应方程式如下： 

(1+a)NiSO₄+2NaOH＝Na₂SO₄+Ni(OH)₂·aNiSO₄↓    (17) 

(1+b)CoSO₄+2NaOH＝Na₂SO₄+Co(OH)₂·bCoSO₄↓    (18) 

沉淀后溶液和CCD浓密洗涤底流混合采用石灰石浆进行中和沉淀，使溶液中Mg和少量残余Fe、Mn、Ni、Co等沉淀下来，然后，送入尾矿库澄清，澄清后液返回主生产系统循环使用。 

本发明方法与现有技术中的火法工艺和湿法工艺相比，可根据镍红土矿经过破碎后原料性质的不同，调整“堆浸/搅拌浸出”的比例处理大部分镍红土矿。因此，本发明方法对矿石品位无特殊要求，原料适应性广，同时降低能耗和成本。本发明方法采用常压下酸浸的方法克服了高压硫酸法存在加压釜浸出过程中容易结垢的不足，因此本发明方法流程简单、节约成本。另外，本发明方法堆浸后矿石可以就地绿化复垦，大大减少了尾渣、废气和废水的排放，绿色环保。本发明方法的Ni、Co回收率＞99.5％，镍钴回收率高于现有技术中的处理方法。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明做进一步描述。 

实施例1 

将镍红土矿(Ni 1.26％，Co 0.041％，Fe 20.09％，Mg 8.91％，)经过破碎，并用60目筛进行水洗分级，取筛上矿341.85kg(干计)装入直径0.3米，高4.5米浸出柱中，料高4.05米，采用30-50g/LH₂SO₄溶液在常温下进行24h不间断滴淋浸出，浸前液中通入SO₂气体，滴淋强度18～36L/m²·h，经过120d浸出，浸后液Fe＜5g/L，镍、钴浸出率分布达到85.5％和88.5％。 

取筛下矿15kg，调成矿浆浓度为25％-35％，加入浓硫酸13.5kg在90～100℃下常压搅拌浸4h，镍、钴浸出率分别达到88.4％和92％。 

按1∶1比例取部分堆浸后液和常压搅拌浸出后矿浆各30L混合，加入Na₂SO₄和石灰石浆，并通入SO₂和空气混合气体在90～100℃下进行中和除杂，反应时间4h，除杂后液Fe＜0.2g/L，Al＜0.1g/L，Mn＜0.12g/L，Ni，Co损失率＜2％。 

除杂后矿浆经过滤、洗涤，得到含Ni 1.75g/L溶液80L，加入50-100g/LNaOH溶液在常温下进行中和沉淀，反应时间3h，Ni，Co沉淀率＞99.5％，富集物中Ni、Co含量分别为25.2％，0.85％。 

沉淀后液采用石灰石浆中和，控制溶液pH值11.2以上，使溶液中绝大部分金属离子都沉淀下来，达到环保排放要求。 

Claims (3)

1.一种从镍红土矿提取钴镍的方法，包括下列工艺步骤：

(1)堆浸：镍红土矿经破碎后加入硫酸堆浸，在浸前液中通入SO₂气体；

(2)浸出后液中和除杂：堆浸后溶液加入石灰石和一价阳离子，并通入SO₂和空气混合气体进行中和除杂；

(3)钴镍沉淀：浸出后液除杂后加入NaOH中和沉淀得到镍钴富集物，其特征在于：

所述堆浸步骤为镍红土矿经破碎后全部直接堆浸，

所述直接堆浸控制浸前液硫酸浓度10～100g/L，浸出周期50～500d，滴淋强度5～100L/m²·h；

所述浸出后液中和除杂步骤中反应温度50～100℃，反应时间0.5～6h，控制溶液终点pH2～5；

所述钴镍沉淀步骤为浸出后液除杂后进入CCD逆流浓密洗涤，洗涤后上清液采用NaOH中和沉淀得到镍钴富集物。

2.一种从镍红土矿提取钴镍的方法，包括下列工艺步骤：

(1)堆浸：镍红土矿经破碎后加入硫酸堆浸，在浸前液中通入SO₂气体；

(2)浸出后液中和除杂：堆浸后溶液加入石灰石和一价阳离子，并通入SO₂和空气混合气体进行中和除杂；

(3)钴镍沉淀：浸出后液除杂后加入NaOH中和沉淀得到镍钴富集物，其特征在于：

所述堆浸步骤为堆浸与搅拌堆浸相结合，镍红土矿经过破碎后分级：粗粒级直接堆浸，细粒级常压搅拌浸出；

所述直接堆浸控制浸前液硫酸浓度10～100g/L，浸出周期50～500d，滴淋强度5～100L/m²·h；

所述细粒级搅拌浸出酸耗200～1200kg/t矿，浸出温度50～100℃，浸出时间0.5～10h；

所述浸出后液中和除杂步骤中反应温度50～100℃，反应时间0.5～6h，控制溶液终点pH2～5；

所述钴镍沉淀步骤为浸出后液除杂后进入CCD逆流浓密洗涤，洗涤后上清液采用NaOH中和沉淀得到镍钴富集物。

3.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于：所述浸出后液中和除杂步骤中一价阳离子来自Na₂SO₄。